还原焙烧产品中锡的物相分析方法研究

研究选定氢氧化钠 -酒石酸钠作氧化亚锡的选择性溶剂 ,较好地解决了长期存在的氧化亚锡与硅酸锡难分离问题 ,建立了将还原焙烧产品中锡分为氯化亚锡、氧化亚锡、金属锡、硅酸锡、二氧化锡五相测定的新方法。该法分相合理且适应性广 ,满足了冶金科研生产需要。     

锡精矿的回转窑焙烧

论述了锡精矿氧化焙烧、氧化还原焙烧脱除砷、硫的工艺技术条件,列出了回转窑焙烧的金属平衡和技术经济指标。     

锡精矿沸腾焙烧生产实践

采用沸腾炉焙烧锡精矿,脱硫率达94.4%、脱砷率84%、锡直收率99.2%、床能率13.47t/m~2.d、煤耗只有2.5%,除脱砷率持平外,其他指标均优于回转窑和多膛炉焙烧工艺。     

锌精矿中锌物相分析方法

本文采用选择性溶解法,以EDTA容量法、火焰原子吸收法测定锌精矿中锌量。其回收率均在96%~99%之间,做精密度试验RSD<9.0%,方法准确可靠,结果满意。     

锌精矿中锌物相分析方法研究

本文采用选择性溶解法,以火焰原子吸收法测定锌精矿中的锌量。其回收率在95%-99%之间,精密度RSD<6%,方法准确可靠,结果满意。     

稀有多金属混合精矿焙烧过程形貌及物相研究

采用碳热还原法对稀有多金属混合精矿进行焙烧,利用XRD、SEM及EDS研究矿物在焙烧过程中形貌及物相的变化.结果表明,在低中温下焙烧,矿物的主要变化为Fe金属化率逐渐上升,铁矿石中Fe被还原,硅酸盐矿物中包裹的Fe析出并形成单质,伴生在铁矿物中的Nb、Mn和Ti形成氧化物,不被碳还原,而稀土矿物稳定,除部分(La,Ce...     

钨精矿预焙烧分离钨锡工艺研究

在分析SnO2和Cu2FeSnS4碱浸出热力学行为差异的基础上,研究了钨精矿焙烧预处理对锡浸出率的影响。研究表明,苛性钠浸出钨精矿时,SnO2极难浸出,浸出率接近为零,而Cu2FeSnS4的浸出率则高得多,在一般浸出条件下可高达40%~50%。钨精矿经过氧化焙烧后,可明显降低锡的浸出率,在焙烧温度为700~800℃、焙烧时间为2 h工艺条件下,Cu2FeSnS4所含硫化状态的锡就可完全转化为SnO2。锡的浸出率由5.96%下降至1.05%。     

锡精矿氧化还原焙脱除砷硫半工业性试验

本文全面地论述了锡精矿回转窑氧化还原焙烧脱除砷、硫半工业性试验及其理论基础，介绍了该法脱除砷、硫的工业应用前景及各项技术经济指标。     

平武石坎锰精矿冷固球团还原焙烧试验研究

本研究采用冷固球团＋回转窑还原焙烧工艺来处理平武锰精矿，球团内配碳含碳量为４．４％，粒度３～５ｍｍ，还原温度为９００℃，时间为１ｈ，还原过程中不需外配还原剂。经过６ｈ的０．６ｍ×３ｍ回转窑还原焙烧连续试验取得了ＭｎＯ＿２最高还原率达９３．９６％，平均还原率为９１．８５％，产能为２．４ｔ／ｍ￣３ｄ的好结果。这些结果为工业试验及生产提供了可靠的技术依据。     

镍铁矿选择性还原焙烧相变研究

对镍铁矿原料及不同温度还原焙砂进行矿物学研究,探究镍铁矿选择性还原焙烧发生的相变.研究结果表明：镍铁矿主要金属矿物为褐铁矿,其次为赤铁矿;Ni在不含锰的铁矿物中分布较均匀,而在含Mn的铁矿物中分布相对集中,并与Mn伴生.镍铁矿在还原焙烧过程中Fe、Ni和Co随温度升高逐渐发生还原、相转化和迁移富集的过程.选择性还原焙烧必须严格控制焙烧温度,要达到Ni、Co和Fe的选择性还原并形成Ni高、Fe低的合金相和磁铁矿,焙烧温度采用750℃较合适,在该温度下形成的合金相组成为55.55% Ni、9.86% Co及33.99% Fe,Ni的金属转化率为88.49%,铁氧化物主要为磁铁矿.     

镀锡液锡泥中锡的物相分析

本文使用扫描电镜（SEM）、傅里叶变换红外光谱（FT IR）、X 射线衍射（XRD）以及X 射线光电子能谱（XPS）等方法,对弗洛斯坦连续电镀锡溶液中产生的锡泥的组成及物相进行了分析。结果表明,在锡泥中主要含有C、O、S及Sn等元素。锡泥经水洗后,其中含有的原电镀液中的成分被溶解于清洗液中,锡泥主要由锡的化合物及少量的苯酚磺酸盐组成。通过XPS窄幅扫描表明,Sn 3d5/2谱峰位于4869 eV位置,对应于元素锡的四价氧化态。锡泥中含有的主要成分为SnO2。     

多金属复杂金精矿硫酸化焙烧热力学分析

对多金属复杂金精矿硫酸化焙烧主要反应热力学数据进行计算,导出△GT^0-T函数,并绘制△GT^0-T图和lgPso2-lgPo2图。经分析可知,焙烧温度和焙烧气氛对多金属复杂金精矿硫酸化焙烧效果影响显著。对比高氧压气氛焙烧和常规氧压气氛焙烧lgPso2-lgPo2图得出,高氧压更有利于硫酸化焙烧。在高氧压气氛条件下（po2=0．42×10^5Pa）,硫酸化焙烧最适温度控制为963K．温度控制上限为1055K。     

某含砷金精矿加氯化剂氧化焙烧探索试验

对某含砷金精矿加入氯化剂进行氧化焙烧与单一氧化焙烧进行了比较试验,试验结果表明,加氯化剂焙烧能较大幅度提高焙砂的金氰化浸出率,可提高9.27%~11.61%。     

钼精矿焙烧低浓度SO2烟气治理方案探讨

概述了SO2烟气治理的方法，介绍了金堆城钼业集团钼精矿焙烧低浓度SO2烟气的治理状况，对配气制酸法和氨-酸法两种治理方案进行了比较，指出配气制酸法是金钼集团最佳治理方案。     

钼精矿焙烧低浓度SO2烟气治理方案探讨

概述了SO2烟气治理的方法,介绍了金堆城钼业集团钼精矿焙烧低浓度SO2烟气的治理状况,对配气制酸法和氨-酸法两种治理方案进行了比较,指出配气制酸法是金钼集团最佳治理方案.     

碘酸钾滴定法测定银精矿中锡

银精矿除含银、铅、硫等主成分外,还伴生有多种可回收利用的金属元素(如锡等)。因此,准确测定银精矿中锡的含量,对提升银精矿的综合利用水平有着重要意义。实验将样品灼烧,采用过氧化钠熔融分解,水浸取熔融物,酸化后加入还原铁粉,使铜、锑、铋和砷还原为单质析出,过滤,实现了这些共存元素与锡的分离,用铝片将滤液中锡还原为二价,以淀粉溶液为指示剂,用碘酸钾标准滴定溶液滴定锡,建立了碘酸钾滴定法测定银精矿中锡的分析方法。对过氧化钠用量、铁粉用量及其还原时间进行了优化。干扰试验表明,样品中共存元素不干扰锡的测定。按照实验方法对成分与银精矿较为相似的铅精矿标准物质中锡进行测定,结果表明,测定值与认定值一致。按照实验方法对4个银精矿实际样品中锡进行测定,测定结果的相对标准偏差(RSD,n=8)为0.59%~4.3%,加标回收率为98%~104%。采用实验方法对银精矿实际样品中锡进行测定,并与铍共沉淀分离-碘酸钾滴定法进行方法对照试验,结果表明,两种方法的测定值相吻合。     

硫化锑精矿还原固硫焙烧直接产出金属锑研究

针对现行鼓风炉挥发(熔炼)-反射炉还原炼锑工艺存在的流程长、能耗高、低浓度SO₂烟气污染等问题,提出了一种基于选冶联合过程的锑提取新工艺——硫化锑精矿还原固硫焙烧直产金属锑.分别以ZnO和碳粉作为固硫剂和还原剂实现对硫化锑矿的固硫还原转化,直接产出金属锑,同时生成硫化锌,再分别分离得到金属锑粉和硫化锌精矿.本文采用控制变量法,分别考察了焙烧温度、碳粉粒度、ZnO配入量、焙烧时间对锑生成率和ZnO固硫率的影响.得到最佳条件如下:焙烧温度800℃、碳粉粒度100~150目、ZnO量为固硫所需理论量、焙烧时间2 h,在此条件下,锑生成率为90.4%,ZnO固硫率为94.8%,其中温度和ZnO加入量对焙烧效果有较大影响;同时对反应产物的分析和过程热力学计算表明焙烧过程分两步进行,即首先发生Sb₂S₃与ZnO的交互固硫反应生成Sb₂O₃,其后在高于700℃温度下Sb₂O₃被大量还原成金属锑.在不同品位的锑精矿综合实验中,均获得了90%左右的锑生成率和88%的固硫率,验证了工艺的可行性.新工艺低温低碳、清洁环保,易于开展工业化生产.     

Recovery of boron from high-boron iron concentrate using reduction roasting and magnetic separation

The comprehensive utilization of abundant high-boron iron concentrate is of particular significance to China,and the high-boron iron concentrate has not yet been utilized as a source for boron at an industrial scale due to its complex mineralogy and fine mineral dissemination.An innovative method was proposed for recovery of boron and iron from high-boron iron concentrate by reduction roasting and magnetic separation.The effects of reduction temperature and roasting time were investigated and their optimum conditions were determined.The mineralogical changes during roasting were characterized by X-ray diffraction(XRD)and scanning electron microscopy(SEM).The results showed that the pyrrhotite(FeS)contained in the high-boron iron concentrate and the new-formed FeS-Fe solid solution softened or melted at high temperatures owing to their low melting points,and then decreased the metallic iron ratio and accelerated the growth of metallic iron particles.Meanwhile,the magnetite and szaibelyite were converted into metallic iron and suanite,respectively.Consequently,boron was readily enriched into the non-magnetic product and the metallic iron was aggregated to the magnetic concentrate by magnetic separation.Boron recovery of 88.6% with corresponding B_2O_3 content of 14.5% and iron recovery of 95.1% with an iron grade of92.7% were achieved when high-boron iron concentrate was reduced at 1 125°C for 150 min.Besides,the boron reactivity of the boron-rich non-magnetic product was up to 80.8%.     

红土镍矿选择性还原焙烧过程中的相变转化

针对传统选矿方法难以回收低品位红七镍矿中有价金属镍的问题,采用选择性还原焙烧法研究了不同焙烧温度以及不同焙烧时间条件下红土镍矿(Ni品化为1.49%)中发生的微观结构变化以及相变转化.通过X射线衍射、扫描电镜及X射线能谱分析等测试手段分析表明,在不同焙烧温度及不同时间条件下经选择性还原后的红土镍矿中,镍氧化物逐渐被还原成镍铁合金相,铁氧化物主要转变成浮氏体相,硅酸盐主要以橄榄石形式存在.最后通过还原焙烧磁选试验证实,还原剂为烟煤,添加剂为NCS,两者用量分别为原矿质量的2%和7%,在1200℃条件下焙烧50min,磁选分离得到镍铁产品中镍品位为9.78%,镍的回收率为92.06%,镍铁回收率差为62.51%,实现了红土镍矿中镍铁的选择性还原.